ДОКЛАДЫ АКАДЕМИИ НАУК, 2008, том 422, № 4, с. 510-512
= ГЕОЛОГИЯ
УДК 553.435(470.5)
ИОННАЯ ФОРМА ЗОЛОТА В КОЛЧЕДАННЫХ РУДАХ © 2008 г. С. Ф. Винокуров, И. В. Викентьев
Представлено академиком И.Д. Рябчиковым 22.06.2007 г. Поступило 26.06.2007 г.
Проблема форм нахождения золота в сульфидах весьма актуальна и имеет давнюю историю [1-3]. Уже в первых работах, рассматривавших поведение только "видимой" самородной формы Аи, подчеркивалось, что ассоциация золота с сульфидами является в рудах месторождений наиболее устойчивой [4, 5]. Но и "невидимое" с помощью оптических методов золото также в основном связано с сульфидами, прежде всего с пиритом [1, 3, 6]. При этом выделяется два вида "невидимого" золота: включенное в решетку сульфидов и присутствующее в виде субмикроскопических обособлений (0.001-0.1 мкм). Наличие его устанавливается с помощью химического и пробирного анализов. Из сульфидов оно может быть извлечено путем нагревания, в том числе многократного до 300-850°С, что приводит к укрупнению золота [1, 7]. Механизм этого процесса был неясен, и Г. Бюрг [8] ввел понятие о "самоочистке кристаллической решетки" пирита.
Особенно остро проблема форм нахождения золота в сульфидах стоит для колчеданных месторождений Урала [9]. И.Н. Масляницкий [10] впервые связал потери золота при переработке руд этих месторождений со скрытой формой его нахождения. При обогащении колчеданных руд Урала потери попутного золота достигают 80%, превышая 12 т в год. В результате хвостохрани-лища горно-обогатительных комбинатов могут сопоставляться с довольно крупными месторождениями (Гай - 100 т и Учалы - 70 т золота). Обусловлены эти потери подчиненной ролью легко извлекаемого, относительно крупного золота в большинстве месторождений Урала. Однако реальная его доля может быть оценена, лишь весьма приблизительно, на основании дорогостоящих (и поэтому единичных) фазовых анализов, так называемого рационального анализа, используемого в золотопромышленности [11].
Среди уральских комбинатов Учалинская обогатительная фабрика (УОФ) теряет максималь-
Институт геологии рудных месторождений, петрографии, минералогии и геохимии Российской Академии наук, Москва
ное количество золота [9]. Концентрация Au в рудах Учалинского месторождения составляет порядка 1.4 г/т, участками достигая 3-4 г/т, а в отдельных штуфных пробах - до 6-20 г/т. Из собственных минералов золота в месторождении выявлены калаверит, самородное золото и электрум, а также редкий сульфид золота и серебра - бесселеновый аналог петровскаита, состав которого пе-ресчитывается на формулу Au2Ag3S2 [12]. Основные его концентрации (около 85%) связаны с дисперсным и тонковкрапленным золотом в пирите, а содержание свободного золота составляет лишь 13-16%. Наиболее обогащен золотом цинковый концентрат (4 г/т), в меньшей степени - медный (2.5 г/т), минимальные содержания (1.5 г/т) - в пи-ритном концентрате.
Учитывая современное состояние данной проблемы, нами предложен принципиально новый метод количественного определения ионной формы нахождения золота, т.е. в виде различных сульфидных, теллуридных и других ионных его соединений вне зависимости от их размерности. Суть этого метода сводится к сульфатизирующе-му обжигу сульфидных руд или их концентратов с преобразованием подавляющей части золотоносных сульфидов в сульфаты и с последующим выщелачиванием спека растворами 5%-й H2SO4 или HCl. При этом, наряду с основными цветными металлами, в данный раствор переходит только золото, находившееся в сульфидах в ионной форме, так как свободное (самородное) золото в этих условиях не растворяется без дополнительного введения окислителя.
Основой для создания предлагаемого метода послужили данные, полученные в процессе разработки термогидрометаллургического способа комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд, а также различных золотосуль-фидных руд [13-15].
Исследования проводились на технологической пробе флотационного концентрата (Уч КМ-7) массой около 100 кг, отобранной на Учалинской обогатительной фабрике в 2003 г. Исходные данные по составу пробы Уч КМ-7: S 38-40%; Fe 2933%; Cu 15-18%; Zn 5.0-8.5%; Pb 0.9-2.7%; Ag 110-140 г/т; Au 2.0-4.6 г/т. Проведенный анализ
ИОННАЯ ФОРМА ЗОЛОТА
511
химического состава нескольких частных навесок из этой пробы методом рентгенофлуорес-центного анализа (РФА) в ИГЕМ РАН дал сходные результаты: S 37.1-37.7%; Fe 36.7-37.0%; Cu 19.6-19.8%; Zn 3.4-3.5%; Pb 0.57-0.61%. Содержания Ag в них составляют 68-88 и 72-74 г/т по данным атомно-абсорбционной спектроскопии (ААС) соответственно лабораторий ВНИИХТ и ИГЕМ РАН. Концентрации Au в этих пробах массой от 0.1 г при инструментальном нейтронно-ак-тивационном анализе (ИНАА, ИГЕМ РАН) и 3 г (ААС, ИГЕМ РАН и ВНИИХТ) до 20-50 г (пробирный анализ ЦНИГРИ) изменяются следующим образом: 1.9-2.5 г/т (ИНАА), 2.25-2.4 г/т (ААС), 1.8-2.2 г/т (пробирный анализ). Кроме того, специально изучено распределение содержаний Au во всем объеме полученной технологической пробы медного концентрата массой около 100 кг с использованием трех независимых методов анализа: 1) пробирного (ЦНИГРИ); 2) ААС (ИГЕМ РАН и ВНИИХТа); 3) ИНАА (ИГЕМ РАН).
Следует подчеркнуть, что методом ИНАА сделано 64 частных определений Au, что в достаточной мере статистически характеризует технологическую пробу в целом.
В результате было установлено, что частные значения содержания Au по данным пробирного анализа изменяются от 1.0 до 3.4 г/т со средним значением ~2.0 г/т, а по данным ААС - от 1.3 до 3.1 г/т со средним значением ~2.2 г/т. В то же время по данным ИНАА наблюдается меньший разброс частных определений Аu от 1.0 до 2.5 г/т с бимодальным распределением и со средними геометрическими величинами 1.4 и 2.0 г/т. Представляется, что данные определения Аu методом ИНАА наиболее соответствуют естественному распределению Аu в исследуемой технологической пробе в целом.
Использованный для анализа содержаний ионной формы золота комбинированный вариант термогидрометаллургического способа включает два этапа. На первом этапе проводится обжиг концентрата при температуре 500-600°С в течение 1.5-2.5 ч с последующим сернокислотным (5%-й H2SO4) выщелачиванием сульфидного огарка в течение 1 ч при 50-60°С. На втором этапе осуществляется термическая обработка шихты - смеси полученного кека с основным и дополнительными реагентами, и последующее солянокислое (5%-й HCl) выщелачивание спека [13].
Для повышения степени извлечения цветных металлов, а также золота из концентрата был выработан сульфатизирующий режим его обжига, при котором цветные металлы (Cu, Zn) в огарке практически полностью имеют сульфатную форму. Подобные условия были реализованы в заводском испытании, которое проводилось на про-
бе массой 10 кг в близком аппаратурном оформлении.
Для установления характера изменения минерального состава медного концентрата в процессе проведенного обжига были выполнены рентгенографические количественные фазовые анализы (РКФА) исходной пробы и огарка в ВИМС. Основными минеральными компонентами исходного медного концентрата являются халькопирит (56%) и пирит (31%) с заметным количеством пирротина (6%) и сфалерита (5%). В минеральном составе огарка преобладают гематит (43%) и сульфаты Си и - халькокианит и цинкозит (42%) с существенным количеством магнетита (6%) и незначительным - тенорита СиО (3%). Следовательно, полученные данные РКФА однозначно указывают на то, что был достигнут сульфатизирующий режим термообработки, в результате которого получено почти полное преобразование сульфидов Си и в сульфаты, а сульфиды железа (пирит и пирротин) практически нацело замещаются гематитом. В результате существенно возросло извлечение Си и в рабочий раствор (соответственно 92-95 и 89-90% по данным анализа твердых и жидких фаз), а также появилась значительная концентрация Аи. Расчет баланса Аи по его содержаниям в твердых фазах (огарках и кеках), а также в жидкой и твердой (ке-ках) фазах, показал, что в сернокислые рабочие растворы переходит соответственно от 55 до 80% от общего Аи. Следовательно, существенная часть исходного Аи выщелачивается из огарка 5%-й водным раствором Н2БО4 без дополнительного введения окислителя.
В процессе исследований особое внимание было уделено характеру изменения величины концентраций Аи в рабочих растворах и кеках, определенных различными методами в разных лабораториях, что обусловлено прежде всего очень высокими содержаниями меди (20%) при малых концентрациях Аи (до первых г/т) в анализируемых рабочих растворах и кеках. Подобное сочетание резко снижает чувствительность и достоверность определения Аи методом ААС во всех лабораториях. В связи с этим определения Аи методом ААС в работе контролировались более прецизионным методом атомно-эмиссионной спектрометрии (АЭСИСП) в Аналитическом центре ВНИИХТ. Кроме того, определения Аи в твердых фазах (огарках и кеках) дублировались классическим пробирным анализом в ЦНИГРИ.
Для подтверждения данных, полученных в последнем заводском эксперименте, проведены две дополнительные серии лабораторных опытов с пробами массой 50 г. В результате при аналогичном режиме термообработки получены близкие величины извлечения Аи, Си и в сернокислые растворы. Кроме того, для первой серии проведе-
512
ВИНОКУРОВ, ВИКЕНТЬЕВ
но дифференцированное выщелачивание огарка, полученного при заводском испытании, который обрабатывался дистиллированной водой с т : ж = = 1 : 10 без подогрева в течение 5 ч. После фильтрации кек и полученный раствор анализировались АЭСИСП и РФА. Содержание Au в растворе составило 0.19 мг/л, что соответствует около 25% исходного золота в огарке. Коэффициенты извлечения в раствор Cu порядка 90% и Zn 85%.
Затем полученный после обработки дистиллированной водой кек был разделен на три равные части, каждая из которых выщелачивалась в течение 1 ч без подогрева водными растворами с концентрациями H2SO4, равными 0.2, 2 и 5% при т : ж = 1 : 10. По данным АЭСИСП концентрация золота в растворах 0.46, 0.5 и 0.76 мг/л соответственно. Следовательно, общий коэффициент извлечения Au составил при выщелачивании 0.2 и 2%-ми рас
Для дальнейшего прочтения статьи необходимо приобрести полный текст. Статьи высылаются в формате PDF на указанную при оплате почту. Время доставки составляет менее 10 минут. Стоимость одной статьи — 150 рублей.